关于新元矿井主斜井揭3#煤请示.docx

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关于新元矿井主斜井揭3#煤请示

关于新元矿井主斜井

揭穿3#煤层施工技术及安全措施的报告

集团公司:

新元矿井主斜井现已掘进1070m,预计距3#煤层斜距剩余155m,垂直距离为40余米,由于新元矿井地质资料预测3#煤层具有突出危险性,且参照中央进、回风井揭穿3#煤层的地质情况和瓦斯涌出的实际情况,为确保主斜井安全揭穿3#煤层,特编制了主斜井揭穿3#煤层的施工技术及安全措施,妥否,请批示。

附:

新元矿主斜井探、揭3#煤施工安全技术措施

山西新元煤炭有限责任公司

二OO四年十月二十五日

 

新元矿主斜井探、揭3#煤施工安全技术措施

新元公司主斜井现由中煤五公司三十一处承担施工,主斜井设计工程量1225.5m,井筒倾角16度,设计为直墙半圆拱形,净断面16.43m2,基岩段支护方式为锚网喷支护,支护厚度120mm。

预计在1170米(垂深322米)处揭露3#煤层。

从新元矿井3#煤层地质勘探钻孔采样结果以及中央进、回风井揭穿3#煤层结果看,中央进回风井施工段的3#煤层均未发生过瓦斯喷出和突出现象,从地质勘探148队编制的矿井精查地质报告和煤科总院抚顺分院提供的资料表明3#煤煤层具有突出危险性,且煤层瓦斯含量较高,3#煤层瓦斯含量预计最小为9m3/t,最大为11m3/t,煤层压力一般大于1961.33Kpa,煤的破坏类型为Ⅲ~Ⅳ类,瓦斯放散指数(Δp)为14~21,煤的坚固系数(f)为0.47~0.56。

具有煤与瓦斯突出危险性,为确保在揭穿3#煤层的安全施工,特制订综合措施如下:

一、成立主斜井揭穿3#煤层防突领导组

  组 长:

李霄尖 吴建吉陈耀文

  副组长:

冯晓锐韩温池

  成 员:

王书明 尚立斌 刘会田

  领导组负责防突出措施的落实和技术指导,在揭岩帽及揭穿煤层时,揭煤领导组要现场指挥、把关,以确保揭煤万无一失。

  二、揭煤施工方案

  根据《煤矿安全规程》、《防治煤与瓦斯突出细则》的有关规定,确定采取以揭煤突出预测预报、采取防治突出措施、防突措施效果检验和安全防护性措施的“四位一体”揭煤防突施工技术方案。

采取方案按照矿井防治突出要求和矿井安全专篇对突出防治设计要求,根据预测情况确定采取以下施工顺序

(1)、掘进→工作面底板距离3#煤层顶板垂距10米(即施工至1098米时)→打三个探煤孔→确定煤层产状及赋存情况→工作面底板距离3#煤层顶板垂距5米(即施工至1134.24米时)→打三个探煤孔→突出危险性预测→(如确定3#煤具有突出危险性)→工作面底板距离3#煤层顶板垂距3米(即施工至1148.41米时)→打释放瓦斯孔→效果检验有效→工作面底板距离3#煤层顶板垂距1米(即施工至1162.89米时)→以底板水平向前掘3米→在3米段内向下垂直打眼→放震动炮揭透3#煤层。

(2)、掘进→工作面底板距离3#煤层顶板垂距10米(即施工至1098米时)→打三个探煤孔→确定煤层产状及赋存情况→工作面底板距离3#煤层顶板垂距5米(即施工至1134.24米时)→打三个探煤孔→突出危险性预测→(如确定3#煤具无突出危险性)→工作面底板距离3#煤层顶板垂距1米(即施工至1162.89米时)→以底板水平向前掘3米(即至1165.89米时)→在3米段内向下垂直打眼→放震动炮揭透3#煤层。

三、揭煤施工工艺和技术

  

(一)、超前探钻孔设计施工

  1、超前探钻孔设计(当井筒掘进工作面底板距离煤层顶板垂距10米时的施工方法)  

  超前探钻孔的主要目的了解3#煤层煤层的位置,当斜井掘进距煤层顶板垂距10m时,即施工至1098米时(若地质构造复杂、岩石破碎的区域垂直距离3#煤层20m时),停止掘进,并做好永久支护至工作面,不得留有空顶或空帮打2个超前探钻孔,从而准确掌握3#煤层的赋存条件、地质构造和瓦斯情况。

  在施工超前探钻钻孔时,要停止掘进并做好永久支护至工作面实底,不得留有空帮,施工时具体掌握工作面与煤层的垂距,煤层的赋存情况,顶底板岩性和地质构造情况,同时观测瓦斯突出情况。

  超前探钻钻孔设计和工艺参数:

钻孔布置设计见图

(1)、超前钻孔设计参数

a、钻孔个数:

3个;

b、钻孔深度:

详见超前钻孔施工预计参数表

(1);

c、钻孔位置:

详见超前钻孔施工预计参数表

(1)及探孔布置图;

d、钻机型号:

DZ-100型潜孔钻机钻;

e、钻杆直径:

ф50mm;

f、钻头直径:

ф130mm、ф90mm;

h、孔口管:

直径ф108mm,采用无缝钢管,每根长2.5米,其一端要焊接法兰盘,法兰盘是联接ф38mm高压阀门。

  

(2)、超前钻孔施工

当工作面施工至位置时,先用DZ-100型潜孔钻机钻ф130mm的眼,2.3米深,然后下孔口管,并采用锚杆与注浆方法对孔口管进行固定。

孔口管固定注浆(C—S双液浆)8小时后,开始探眼施工,施工中出现顶钻、喷孔现象,采用空转和慢速钻进方式继续施工。

超前钻孔施工预计参数表

(1)

孔号

孔径(mm)

见煤深度(米)

见煤长度(米)

终孔深度(米)

钻孔倾角(0)

钻孔与井筒夹角(0)

1

ф90

10.58

2.42

13.6

90

0

2

ф90

26.43

6.41

33.4

30

-6

3

ф90

26.43

6.41

33.4

30

6

2、当井筒掘进工作面底板距离煤层顶板垂距5米时的施工方法

当掘进距3#煤层垂距5米(即施工至1134.24米时)时,再打三个穿过3#煤层全厚的超前钻孔,除测定煤层垂距、煤层赋存情况、顶底板岩性和地质构造情况外,另测定煤层瓦斯的压力、瓦斯的涌出速度、煤的动力现象。

施工过程中要认真仔细的做好所测指标的记录。

(1)、超前钻孔设计参数

a、钻孔个数:

3个;

b、钻孔深度:

详见超前钻孔施工预计参数表

(2);

c、钻孔位置:

详见超前钻孔施工预计参数表

(2)及探孔布置图;

d、钻机型号:

DZ-100型潜孔钻机钻;

e、钻杆直径:

ф50mm;

f、钻头直径:

ф130mm、ф90mm;

h、孔口管:

直径ф108mm,采用无缝钢管,每根长2.5米,其一端要焊接法兰盘,法兰盘是联接ф38mm高压阀门。

(2)、超前钻孔的实施

当工作面施工至位置时,先用DZ-100型潜孔钻机钻ф130mm的眼,2.3米深,然后下孔口管,并采用锚杆与注浆方法对孔口管进行固定。

孔口管固定注浆(C—S双液浆)8小时后,开始探眼施工,施工中出现顶钻、喷孔现象,采用空转和慢速钻进方式继续施工。

超前钻孔施工预计参数表

(2)

孔号

孔径(mm)

见煤深度(米)

见煤长度(米)

终孔深度(米)

钻孔倾角(0)

钻孔与井筒夹角(0)

4

ф90

5.0

2.42

8.0

90

0

5

ф90

27.15

13.13

43.09

19

-4

6

ф90

27.15

13.13

43.09

19

4

(二)、预测工作面突出危险性

任一探孔施工完毕后,首先测定好孔口附近瓦斯浓度,之后立即提钻,给孔口管上法兰,测定瓦斯压力及瓦斯的涌出速度。

1、瓦斯的压力临界值:

0.6mpa。

2、瓦斯的涌出速度临界值:

6L/min.m。

3、动力现象:

有声预兆:

响煤炮,顶板来压;无声预兆:

岩层结构变化、工作面、底板压力增大、巷道壁外鼓、震动、片邦掉碴;打钻时卡钻、顶钻、喷煤和瓦斯;工作面气温降低,使人感觉发冷、困倦、瓦斯涌出量忽大忽小。

经测定以上两项指标均不超过临界值,并且无动力现象时,可确定该煤层为无突出危险性煤层,继续掘进至距煤层顶板1.0米处,按揭露煤施工方法进行施工。

如果测定以上两项指标有一项达到临界值,或者有动力现象时,由有关权威部门进行检测,如确定为具有突出危险性煤层,则按防突措施实施。

 

 (三)、防治突出措施

根据突出危险性预测结果,如需采取防突措施,将采取排放瓦斯和卸压的方法预防突出。

  当探放钻孔施工完毕后,对3#煤层的瓦斯涌出情况、地质情况和煤层赋存情况掌握了解后,主斜井巷道继续向下延伸掘进,当主斜井掘进至3#煤层倾斜长度10.9m时,法线距离3#煤层3m时,停止掘进,采取工作面全断面密集钻孔排放瓦斯的卸压措施。

1、排放瓦斯孔设计

根据《细则》规定及本井田3#煤层特点,设计瓦斯排放钻孔。

主要技术参数如下:

a、钻孔有效排放半径1000mm,孔间距1000mm;

b、钻机型号:

DZ-100型潜孔钻机钻;

c、钻头直径:

钻头直径:

ф90mm;

d、钻孔深度:

穿透煤层全厚进入底板至少500mm;

e、为检查效果在适当位置施工2个检查孔;

f、总钻孔数:

20个。

2、排放孔施工:

a、排放孔采用DZ-100型潜孔钻机钻施工,孔径ф90mm,要求孔底超出巷道轮廓线不少于2米。

B、全部排放孔均穿透煤层全厚进入底板500mm。

释放瓦斯钻孔参数表

孔号

长度(m)

倾角(0)

与井筒夹角(0)

相邻水平两孔孔口距离(m)

相邻水平两孔孔底距离(m)

相邻垂直两孔孔底(口)距离(m)

1

33.6

20

-5

0.575

1.225

1.0(1.0)

2

33.55

20

-4

0.575

1.225

1.0(1.0)

3

33.5

20

-2

0.575

1.225

1.0(1.0)

4

33.45

20

-1

0.575

1.225

1.0(1.0)

5

33.4

20

0

0.575

1.225

1.0(1.0)

6

33.45

20

1

0.575

1.225

1.0(1.0)

7

33.5

20

2

0.575

1.225

1.0(1.0)

8

33.55

20

4

0.575

1.225

1.0(1.0)

9

33.6

20

5

0.575

1.225

1.0(1.0)

10

27.4

20

-6

0.575

1.225

1.0(1.0)

11

27.0

20

-4

0.575

1.225

1.0(1.0)

12

26.96

20

-3

0.575

1.225

1.0(1.0)

13

26.92

20

-1

0.575

1.225

1.0(1.0)

14

26.88

20

0

0.575

1.225

1.0(1.0)

15

26.92

20

1

0.575

1.225

1.0(1.0)

16

26.96

20

3

0.575

1.225

1.0(1.0)

17

27.0

20

4

0.575

1.225

1.0(1.0)

18

27.4

20

6

0.575

1.225

1.0(1.0)

详见瓦斯释放钻孔布置图。

  (四)、防突措施效果检验

1、检验方法

在距最外测排放孔1米位置打两个效果检验孔,当每个孔施工结束后,立即插入瓦斯导管,用黄泥碎布或专用封孔器封孔,用瓦斯流量计测量瓦斯涌出速度,并且测出瓦斯压力和观察动力现象。

2、效果分析

根据检测数据及观察现象进行分析,瓦斯各项指标均降至临界值以下,证明钻孔排放有效,工作面无突出危险后方可进行下一步工作。

  (五)、震动性放炮揭穿煤层

  经检验工作面无突出危险后,实施远距离震动性放炮揭煤。

 1、震动性放炮揭穿煤层施工方法:

继续掘进至工作面底板距煤层顶板垂距1米时(至井口1162.81米),以现有底板标高为准,保持底板处净岩柱够1米,顶板按设计,再向前掘进3米(至井口1165.81米),清理出矸石并永久支护后,在这3米段内进行爆破揭煤。

(见附图)

(1)、打眼:

打眼采用垂直向底板上打眼,打岩石炮眼,不能打入煤层内,应预留150—200mm。

由于打眼难以精确掌握,如果打透煤层,拨出钻杆后及时用炮泥封堵、捣实,深浅眼要用木棒做出明显标记。

打眼时,经常观察工作面及打眼区域变化情况,如岩粉涌出,瓦斯增加等异常预兆,及时告诉班长,确认后向领导汇报,打眼时采用湿式凿岩,打煤层时,要掌握风压和钻进速度,防止夹钻杆。

(2)、爆破:

a、由于煤层的硬度与岩层的硬度相差较大。

在揭煤放炮时,若眼底全部落在煤层中会产生“痤底”现象;若眼底全部落在岩层中,放炮只能揭开岩层,又不能使煤层震裂释放出瓦斯,起不到震动炮效果。

为能使揭开岩层又能震动煤层,应使一部分炮眼落在煤层,一部分炮眼落在岩层,装药时把穿入煤层的炮眼,岩石段与煤层段用两个雷管分别装药,中间用炮泥隔开。

并使各炮眼有合理的起爆顺序。

这样才能起到爆开岩石、松动煤层、释放瓦斯的作用。

在放震动炮过程中,中空眼和掏槽眼打入煤层,辅助眼和周边眼均为长短眼,长眼和短眼间隔布置。

浅眼打入岩层底部,深1000mm;长眼打入煤层2500mm。

各眼的雷管及装药量必须搞清,绝不能乱装,采用串联方式,要全断面一次将煤层揭开。

b、震动爆破图表的编制依据及方法:

采用煤矿许用安全水胶炸药与1—5段铜脚线毫秒雷管进行爆破,其总延期的时间必须少于130毫秒。

a)、炮眼布置:

根据经验采用直眼掏槽方式,长短炮眼间隔布置。

b)、炮眼数量:

一般普通爆破的1.2-1.5倍,由建井手册上的经验公式计算,则:

N=3.3(fs2)1/3=3.3(5×9.62)1/3=34

式中N---炮眼数目

S---掘进断面积,m3

f---岩石硬度系数,取5。

为更好的充分爆破实际打炮眼61个,大于34个。

c)、炸药消耗量:

据经验,当采用毫秒雷管时,炸药消耗量为1.44kg/m3,因炸药量增大会带来不安全因素,容易造成瓦斯突出.同时当炮眼深度大于900mm时,装药长度不超过炮眼的2/3.因此我们取1.44kg/m3,则:

Q=q×v=1.44kg/m3×14.4×2.5×0.83=42.8kg

式中q—单位岩石炸药消耗量,kg/m3

v—震动炮岩石体积,m3。

0.83—爆破效率。

d)、采用煤矿许用安全水胶炸药与1—5段铜脚线毫秒雷管进行爆破,其总延期的时间必须少于130毫秒,所用电雷管都编号并做导通性检测,单个电阻不超过4Ω,MF—100型放炮器。

e)、装药联线:

装药采用正向装药。

联线时,要认真细心,首尾分清,各连接点要除锈、去泥、拧紧,保证接触良好。

各线要悬空,不能与其它导体接触。

2、支护:

在放炮出矸后,必须及时进行围岩支护封闭工作。

如果确定为有突出危险的工作面时,在揭煤点以上5米至穿过煤层后5米段,要进行架棚支护,棚子采用18号U型钢制做。

如果确定为无突出危险的工作面时,根据揭露时围岩的情况,如围岩较破碎不稳定,则必须进行支护,如围岩稳定,则按原支护方式进行支护。

  四、安全防护技术措施

  

(一)、加强通风

  加强工作面的通风管理,保证工作面足够的风量,确保排放卸压瓦斯时瓦斯的及时稀释。

且考虑主斜井进入集中胶带巷为半煤岩巷施工,要求工作面揭煤时所需风量不低于500m3/min,选用Φ900mm的胶质风筒和45kw的风机,在揭煤前对通风风筒重新布置,由中煤三十一处测定风筒出口风量数据报新元公司总工程师,检验认定风量达到要求后方可进行施工排放瓦斯卸压孔。

  

(二)、机电设备防爆管理

  为切实做好机电防爆管理,成立三十一处机电副总项目部副经理和机电人员组成的设备防爆管理小组,按照《煤矿安全远程》的要求,在施工排放瓦斯卸压孔孔前,要对所有主斜井的机电设备进行防爆检查,施工排瓦斯孔期间,每班对机电设备防爆检查一次,对不合格设备必须立即处理,发现机电设备不防爆时,必须停止排放孔的施工。

  (三)、完善揭煤工作的安全监测装备

  1、揭煤期间装备瓦斯自动检测报警断电装置,瓦斯超限时,及时报警并切断井巷内所有电源。

只有监测装置完善并经新元总工程师验收后,方可进行揭煤前的排瓦斯卸压孔施工。

  2、井巷工作面悬挂两台AZJ型便携式瓦斯报警仪监测工作面瓦斯变化情况。

  3、配备专职瓦斯检查员跟班检查瓦斯,随时掌握瓦斯变化,及时向调度汇报瓦斯状况。

  (四)、安全自救应急措施

  1、所有主斜井入井人员均配备隔离式自救器,并在工作面配备灭火器数量不少于五个。

  2、揭煤期间,保证主斜井巷道畅通,清理巷道内的杂物,保证人员在巷道内的通行。

  (五)、其它

  1、施工前,中煤三十一处所有施工人员必须学习揭穿3#煤措施并签字盖章,三十一处必须对所有施工人员进行其它防突知识的培训,包括自救器的使用,钻孔施工的方法,灾害的处理和撤人避灾措施。

  2、超前钻孔及揭煤施工时,必须指派专人统一指挥。

  3、要求供电系统完好,风电闭锁完好,备用电源完好。

  4、放炮前,必须切断井口周围50m范围内的一切非本安型电气设备电源,放炮后,必须加强通风,通风时间不得低于30min,且检查瓦斯浓度为1%以下时,人员方可下井检查,排瓦斯时,要严格控制瓦斯浓度,只有全巷道排完瓦斯,且经检查全巷道及其主斜井井口50m范围内风流瓦斯降至1%以下时,方可送电恢复正常排瓦斯工作。

  5、排瓦斯卸压钻孔施工前,井筒内风筒必须检查完好,对不防爆的电器设备及时更换。

  6、雷管延期不得超过130ms,严禁跳段使用,电雷管使用前必须进行导通实验,爆破母线必须采用专用电缆,并尽可能减少接头。

  7、震动性放炮应一次全断面揭穿或揭开煤层,如果未能一次揭穿或揭开煤层,在掘进剩余部分时,必须按震动性放炮的安全要求进行爆破作业。

8、揭穿或揭开煤层后,在进入胶带巷30m范围内掘进煤巷时,必须加强支护。

9、其它未尽事宜严格按《新元矿主斜井施工作业规程》及《煤矿安全规程》有关规定执行,传达时一并传达。

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